焙烧酸浸渣中铜的形态对铜、金浸出率的影响

以某黄金冶炼厂含铜金精矿为研究对象,采用铜化学物相分析及浸出方法研究了焙烧?酸浸?氰化工艺处理含铜金精矿过程中焙烧酸浸渣中铜形态对铜、金浸出率的影响. 结果表明,含铜金精矿焙烧酸浸及氰化浸出时,铜形态对铜、金浸出率有显著影响,当酸浸渣中氰化易溶铜(氧化铜、次生硫化铜)含量大于0.10%时,金浸出率降低. 以原生硫化铜矿为主的含铜金精矿,适当提高焙烧温度、延长焙烧时间、增加初始酸浸酸度可有效降低酸浸渣中氰化易溶铜含量,提高铜浸出率,减弱其对金浸出率的影响.     

难浸金矿固化焙烧-硫氰酸铵浸出实验研究

针对四川某难浸金精矿进行了固化焙烧-硫氰酸铵浸出的试验研究,并且利用了金精矿焙砂中的Fe2O3经酸分解后而产生的Fe3+作氧化剂,极大地减少了MnO2的用量。实验结果表明固硫率可达到92.0%,固砷率可达到93.8%,金浸出率为94%。本工艺具有设备简单、毒性小、环保、周期短、综合利用程度高等优点。     

小型高砷硫化金矿制酸系统工艺参数的确定

高砷硫化金矿采用一段沸腾焙烧,焙砂提金、烟气制酸.在焙烧温度900～950℃、焙砂颜色控制为深褐色的条件下,高砷硫化金矿脱硫、砷效果较好,焙砂金浸出率达到90%.副产冶炼烟气采用一转一吸工艺制酸,总硫利用率可达92%.     

福美钠钴渣回收钴的实验研究

采用"低酸酸洗-两段焙烧-溶剂萃取"工艺对福美钠钴渣回收工艺进行了研究,考察了氧化焙烧温度、焙烧时间、硫酸化焙烧温度、硫酸加入量等因素对钴浸出率的影响。结果表明:氧化焙烧最佳温度500℃,焙烧时间为0. 5～1 h,硫酸化焙烧温度400℃,硫酸加入量为干焙砂60%～70%(质量比),焙烧时间0. 5 h,钴浸出率可达99%。     

沉淀转化法回收酸浸渣中铅的酸溶工艺研究

以金精矿焙烧-酸浸除杂后的酸浸渣与碳酸氢铵反应生成的转化渣为原料,进行酸溶浸铅工艺研究。通过正交实验考察了液固质量比、浸出pH和浸出时间等因素对铅浸出率的影响,得到最佳工艺条件：浸出液固质量比为2∶1、浸出液pH=0.5、浸出时间为2 h。在此条件下,金属铅浸出率可达83%。     

从红土镍矿镍铁渣中分离浸取镍铬工艺

将镍铁渣破碎、球磨后磁选富集Ni于精矿中,富集Cr于尾矿中. 磁选后Ni从0.26%富集至2.57%(w),Cr从4.55%富集至4.61%(w). 考察了H2SO4常压酸浸精矿时Ni的浸出规律. 结果表明,在酸浸温度110℃、酸浓度220 g/L、酸浸时间2 h、液固质量比5的优化酸浸条件下,Ni浸出率为91.5%. 在80~120℃内,Ni浸出反应活化能为19.6 kJ/mol. Ni浸出反应主要受扩散控制. 用Na2CO3碱熔焙烧尾矿,在温度1000℃、Na2CO3/渣质量比0.65、时间1 h、镍铁渣尾矿粒度<74 mm的优化条件下,Cr浸出率为94.1%.     

铜精矿浸出脱镍及浸出液脱铜新工艺研究

通过实验确定了铜精矿氯化浸镍和浸出液脱铜的最佳工艺条件和工艺流程,重点研究了采用镍精矿脱除浸出液中的铜及如何通过提高镍精矿的活性来提高镍的回收率等问题,提出了加入多硫复合剂活化镍精矿除铜的方法。工艺简单、经济实用,浸出液脱铜率在99%以上,铜精矿浸出脱镍渣含镍质量分数可降至1.8%左右。实验中使用盐酸作为浸出剂,浸出速度快,镍浸出率高(62%),铜的抑制性好。整个工艺未带入杂质离子,克服了传统硫化法、铁屑法、萃取法等试剂耗量大、成本高、操作困难和杂质含量高等不利因素。     

生物浸出低品位镍铜硫化矿中的镍、铜、钴

报道了硫杆菌在3种不同方式下浸出低品位镍铜硫化矿的实验结果. 采用通气气搅浸出,在15%矿浆浓度下,浸出20 d后,镍、铜、钴浸出率可分别达到95.4%, 48.6%和82.6%;采用通气搅拌浸出,在25%的矿浆浓度下,浸出14 d后,镍、铜、钴浸出率分别为80.2%, 45.2%和78.4%. 采用柱式渗滤浸出,在液固比为40:1情况下,浸出49 d后,镍、铜、钴浸出率分别为48.5%, 37.5%和33.6%.     

常压下钴白合金浸出工艺研究

采用常压氧化酸浸法从钴白合金中浸出钴和铜,研究考察了浸出时间、浸出温度、液固比和硫酸浓度对钴白合金中钴和铜浸出率的影响。得出酸浸的最优条件为：浸出时间6 h,浸出温度70℃,液固比9∶1,硫酸的浓度2.0 mol/L,此时钴的浸出率为88.7%,铜的浸出率为86.4%。     

难浸含砷炭金精矿预先酸浸-焙烧-氰化工艺实验研究

某地难浸含砷炭金精矿采用预先酸浸,然后进行焙烧,氰化浸出,研究了酸浸条件对金浸出率的影响。结果表明,较优酸浸条件为硫酸浓度100 g/L,添加氯酸钠活化剂5 g/kg,酸浸温度50℃,酸浸时间6 h;630℃焙烧2 h;氰化浸出采用二浸二洗流程,氰化钠浓度控制在0.15%~0.20%,氰化浸出时间为(24+12)h。在此条件下,金的浸出率可高达93%。     

锌冶炼氧压浸出渣硫资源综合利用方案浅析

在硫化锌精矿氧压浸出湿法炼锌工艺中,大部分硫以单质形式进入酸浸渣中,此类酸浸渣大部分未经处理直接堆存。详细介绍了国内外3种酸浸渣资源化综合利用方案（焙烧制酸、浸出渣分选及硫精矿浸取硫磺）的工艺流程及生产中的注意事项。结合生产实践中矿的成分不同,选择合适的资源化综合利用方法,不仅可回收有价金属,而且可以减少对环境的污染。     

含金硫精矿氧化焙烧-氰化浸金工艺生产实践

介绍了云南某含金硫精矿的组成及性质,以该硫精矿为原料采用“3+2”二转二吸工艺,“ⅢⅠ-ⅤⅣⅡ”换热流程生产硫酸,通过氧化焙烧使含金硫精矿伴生的有色金属富集,焙砂通过水洗氰化工艺回收金、银后,氰化尾渣再用于钢铁生产。氧化焙烧-氰化浸金工艺金、银、铁、硫的回收率分别可达80%,50%,95%,99%,实现了含金硫铁矿的资源化、综合化利用。     

综合利用钴硫精矿烧渣制取硫化钴

为了充分利用钴硫精砂中的钴等有价金属,提高我国钴的自给率,北京矿冶研究总院与我厂共同进行了年产20吨金属钴的钴硫精矿烧渣硫酸化沸腾焙烧—浸出—铁屑置换铜—硫化沉淀钴镍,回收钴镍铜的工业试验。经过几年来的共同努力,获得成功,技术经济效果较好。冶金部委托湖北省冶金局于1980年12月8～11日召开了技术鉴定会,28个单位50位代表参加会议,一致通过综合利用钴硫精矿烧渣制取硫化钴技术鉴定证书。     

从棕刚玉烟灰中高效提取镓的研究

棕刚玉烟灰作为一种常见的二次资源，其主要成分为Si, Al和K；次要成分包括Ga, Fe, Mn, Ca和Mg等，具有很高的回收价值。镓金属需求量逐年攀升，市场价格近年来呈现大幅增长，研究如何从棕刚玉烟灰中回收镓这一方向具有重要意义。通过对棕刚玉烟灰进行常规酸浸、常规碱浸以及钠盐焙烧后浸出试验，确定较佳的棕刚玉烟灰中提镓工艺为钠盐焙烧-酸浸。研究了添加剂种类、焙烧温度、添加剂添加量对镓浸出率的影响，同时探究了提镓过程中三种主要杂质元素Si, Al, K的溶出行为。结果表明，采用常规酸浸时镓的浸出率仅约10%，采用直接碱浸于90℃下浸出3 h，其浸出率可达71.24%。通过焙烧处理后，镓的浸出率远高于直接酸浸和直接碱浸。碳酸钠焙烧时的镓浸出率高于氯化钠焙烧。焙烧样品的浸出方式对镓的浸出率影响显著，由高到低的顺序为酸浸>碱浸>>水浸，最佳的提镓路线为碳酸钠焙烧-酸浸，且焙烧温度和碳酸钠添加量对镓的提取率影响显著，在焙烧温度为850℃，碳酸钠与烟灰质量比为1.0，焙烧时间为2 h，采用浓度为25vol%的硫酸溶液在80℃下浸出3 h时，镓浸出率为98.38%。     

某浮选金精矿硫代硫酸盐浸金试验研究

某浮选金精矿采用常规氰化浸出工艺提金,产生大量氰化尾渣,带来一系列环境问题.同时由于铜、铁、锌等伴生矿物大量消耗氰化钠,药剂成本较高,经济效益不理想.为解决氰渣问题和氰化钠消耗过高的问题,试验探究了此矿在铜氨体系下硫代硫酸盐浸金的可行性.先后采用硫代硫酸盐直接浸出工艺、氨浸和碱浸预处理-硫代硫酸盐浸出工艺,开展了探究试...     

微波焙烧预处理难浸金矿物

采用微波焙烧法对难浸金矿进行了预处理,并对金的赋存状态、物相及焙砂的微观组织进行了分析.结果表明,金以微粒金和次显微金存在,赋存状态为以硫化物包裹金和石英包裹金为主,需进行预处理打开硫化物包裹金,才能有效提高金浸出率.微波焙烧预处理,焙烧时间为15 min、温度为480℃时,氰化浸出率为92.03%;常规焙烧预处理,焙烧时间为35 min、温度770℃时,氰化浸出率为86.63%.经微波焙烧预处理后的焙砂,矿物界面变得疏松,颗粒表面产生了大量的孔隙,有利于矿物内的金与浸出剂接触,提高金的氰化浸出率;采用常规焙烧预处理后的焙砂,颗粒表面形貌没有明显的变化.     

选择性还原氨浸从高硅低品位铜钴矿中提取铜、钴 的工艺及其浸出动力学

研究了非洲高硅低品位铜钴矿氨浸体系下的浸出工艺与动力学。首先采用控制变量法,通过单因素实验,系统研究了浸出剂浓度、添加剂用量、反应温度、反应时间及液固比对铜钴浸出率的影响,其次通过X射线衍射(XRD)、电感耦合等离子体(ICP)和扫描电镜-能谱(SEM-EDS)对高硅低品位铜钴矿和浸出渣的物相及化学成分进行了分析对比。最后,对高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的动力学模型进行分析。结果表明,用硫酸铵作为浸取剂,在硫酸铵浓度为300 g/L、还原剂用量为0.7 g、浸出温度为353 K、反应时间为240 min、液固比为6:1的工艺条件下,铜的浸出率可达97.29%,钴的浸出率可达95.18%。高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的活化能、硫酸铵浓度的反应级数及粒度的反应级数分别为76.06 kJ/mol, 1.50和0.25,表明其应遵循界面化学反应控制,并建立了相应的动力学方程。     

难处理金精矿含元素硫的酸浸渣加石灰氧压浸金

实验研究了难处理金精矿含元素硫的酸浸渣加石灰氧压浸金过程，论述了石灰加入量、浸出时间和浸出温度对浸金的影响规律，发现最佳石灰加入量应使浸渣中元素硫与OH的摩尔比为0.8~1.1，在85°C和0.1~0.3 MPa氧压下浸出3~5 h，金的浸出率可达90%，此时终pH在5~8范围内. 根据实验结果分析，推断浸出过程中元素硫在一定pH值范围内氧化生成的S2O32–是主要的浸金剂.     

常压碱溶法提取软锰矿酸浸渣中的硅

软锰矿经还原焙烧酸浸提取锰后,渣中二氧化硅质量分数超过60%,而且其他杂质较少,是较好的含硅原料。采用在常压下用氢氧化钠溶液浸出软锰矿酸浸渣中硅的工艺,通过正交实验和单因素实验,考察了反应温度、反应时间、氢氧化钠浓度和液固比等因素对硅浸出率的影响,并对浸出机理进行了探讨。结果表明：影响硅浸出率的主要因素依次为反应温度、液固比、反应时间和氢氧化钠浓度。当反应温度为120 ℃、液固比（溶液体积与软锰矿酸浸渣质量比,mL/g）为2∶1、反应时间为5.5 h、氢氧化钠浓度为20 mol/L时,硅的浸出率达到70.9%。     

高钙低品位硫氧混合锌矿氧化焙烧矿相的转变规律

针对低品位硫氧混合锌矿含钙高的特点,在低温下对其进行氧化焙烧,通过控制气相中的硫势和氧势,使矿石的矿相发生转变,促进锌在氨性体系中溶解;同时利用矿石中钙的固硫作用,使硫转化成CaSO_4,有效避免SO_2对环境的污染.结果表明,锌品位为5.45%的硫氧混合锌矿在300℃下焙烧3h,矿石中的异极矿和闪锌矿转化成了易溶出的ZnO,方铅矿和黄铁矿分别转化成了PbSO_4和Fe_2O_3,方解石转化成了CaSO_4,所得焙砂在NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系中45℃下浸出,锌浸出率可达73.27%;焙烧温度大于300℃时,焙砂中会产生大量铁酸锌,使锌浸出率下降.